多金属铅锌矿石选矿分选流程

    制定多金属矿石选矿工艺流程时，必须考虑有较高的选矿指标和矿物资源综合利用程度。

为处理不同性质的矿石，生产上主要采用如下四种流程：

直接优先流程 铜、铅、锌依次浮选的优先流程处理多金属矿石，可以适应矿石品位的变化，具有较高的灵活性，对原矿品位较高的原生硫化矿比较适合。

国外大多数铅锌选厂采用优先浮选流程。例如：欧洲zui大的铅矿之一瑞典的Lalsvall铅—锌选厂所采用的分选流程是典型的优先流程。

全混合流程 这种流程适应原中硫化矿物总含量不很高，硫化矿物之间共生密切，结构复杂、嵌布粒度细的矿石。它能简化工艺，减少矿物过粉碎，从而有利于分选；可以通过提高单位时间内的处理量；使用强捕收剂、药剂的联合使用等手段强化浮选过程；有可能使铅、锌硫化矿与氧化矿浮选到一个混合精矿中；及时地与zui终尾矿一起废弃对分选有害的可溶性盐和细泥物质。苏联阿尔玛雷克铅锌选厂采用这种流程，获得比采用优先流程更为高的指标。铅精矿品位提高10%。锌精矿品位提高4.5%（值），矿石的综合利用率从75.4%提高到83.7%，劳动生产率提高一倍。

铜铅混合浮选流程 这是生产上应用zui广泛的一类流程。当原矿中铜或铅的品位低时，往往采用这类流程比较经济。日本以处理复杂硫化矿闻名，工艺特点 是铜、铅、锌、硫依次优先浮选，多段细磨，二氧化硫、矿浆加温等。如堂屋敷选厂处理的矿石为含次生铜20%以上的铜铅锌硫多金属矿，原矿磨矿后添加亚硫酸，调整pH值至4.5，再加石灰使pH值上升到6，进行铜铅与锌、硫分选。

等可浮流程 根据矿石中矿物可浮性的好坏，依次浮选出可浮性好的、中等的以及较差的矿物群，然后再按需要进行分离浮选或精选，产出各种金属的精矿。苏联哲兹卡兹干铜铅矿不用抑制剂预先分出方铅矿、黄铜矿细泥，然后选出次生硫化铜，zui后用丁基黄药、黑药在苏打介质pH为8.2～8.5时浮出粗粒铜、铅连生体。粗粒铜铅混合精矿再磨后与细粒合并用锌氰络合物分离，比原来的混选流程提高铜回收率1.8%；铅精矿含铜从5～6%降低到4%；氰化物用量降低30%。

世界各国绝大多数选厂都把提高矿石中各种金属的综合利用程度作为改革工艺流程的重点。浮选流程的制定主要取决于矿石的特征。流程结构的改革包括以下几个方面。

1.磨矿流程及磨矿地点

根据矿物嵌布粒度和结构构造，常用的磨矿流程有下列几类：1）一段细磨或粗选尾矿再磨；2）中矿再磨；3）粗精矿再磨；4）混合精矿再磨。尤其是精选回路中的再磨（粗精矿、中矿再磨）流程zui为常见，也是变革流程结构的主要方向之一。例如：采用中矿再磨流程的有澳大利亚新布罗肯—希尔、墨西哥奈 卡等选厂。采用粗精矿再磨流程的有西德梅根、西班牙鲁比阿列斯等铅锌选厂。阶段选别的有美国帮克尔—希尔—凯洛格。将中矿返回流程首部磨矿—分级回路的有加拿大斯特金湖、西德梅根等选厂。澳大利亚芒特艾萨公司选厂采用此流程，改进了铅、锌精矿品位和回收率。在采用中矿再磨流程时，应该尽量减少来矿点，而且，只磨扫选泡沫（因扫选泡沫的数、质量易于控制）。例如，日本神冈矿业所的鹿间选厂。

上述几种磨矿流程往往在一个选厂兼而有之，即使只有一种磨矿流程，也可能分段进行。比较典型的是日本丰羽选厂。它的矿石性质复杂，再磨点达五处之多（流程见下图），但获得了*流的选矿指标。1981年下半年在原矿αpb =2.38%，αZn =8.27%，αs =13%的情况下，达到了铅精矿βpb =70%，εpb =89.5%；锌精矿βZn=57.5%，εZn=95.3%。

2.重介质预选（详见矿石的预选）

铅锌矿石浮选之前进行重介质预浮可以大幅度抛废（抛废量达35～40%），提高矿石的入选品位。在矿石品位逐渐下降的情况下保证或提高金属回收率。铅锌矿石重介质预选—浮选流程日益被广泛使用。苏联列宁诺戈尔斯克选厂在重介质预选后，将重产品和细粒级矿石分别处理，使金属回收率提高2～2.5%，同时还降低了处理成本。此外，象苏联兹良诺夫斯克和蒂克里斯克、美国巴布—巴恩斯、加拿大苏利万、西德梅根、日本细仓及以意大利玛苏阿的阿米—萨尔达（Ammi—Sarda）和波兰喔列库什（OⅡъкцⅢ）等硫化、氧化和混合铅锌矿选厂均成功地采用了重介质预选工艺。据zui近报导，苏联采用包括重介质、浮选、氰化等工艺在内的联合流程处理含金、银的铅锌多金属矿石，取得了高指标。原矿含1.4%铅、3.9%锌、0.16%铜。铅、锌精矿品位分别为53.69%和61.6%。回收率分别为73.2%和93.7%，并能获得含铜13%、铅9.3%的中矿。金银的总回收率分别高达90.1%和90.2%。

3.分粒级浮选及中间浮选

（1）分粒级浮选 分粒级浮选能扩大细粒矿物回收粒度的下限，并提高其分选效率，日本松峰选厂在处理矿物浸染粒度细、易泥化、含泥多（有时高达30%）的“黑矿石"时，在铜—铅混合浮选第三次精选作业和铜—铅分选作业及锌精选、扫选作业均采用粒级浮选（配合温水作业）都能改善浮选指标，铜精矿品位由18.1 %提高到22%；铅精矿品位由48.5%提高到58.3%；铅、锌回收率都有较大幅度的提高，分别由27.5%和83.8%提高到40.7%和86.2%。

（2）泥、砂分选 这种流程是降低矿泥干扰，提高分选效率的有效措施。苏联列宁诺戈尔斯克、兹良诺夫斯克、米苏尔等选厂，日本释迦内选厂均把脱除的原生矿泥单独选别，明显地改善了矿物分选的选择性，使选厂指标得到显著改善。

（3）中间浮选 采用粗磨条件下的中间浮选是降低单体解离状态矿物泥化的有效措施。如苏联阿尔玛雷克铅锌选厂在混合浮选头部浮选出部分泡沫产品，使其不经正常精选的前部作业而直接进入其zui后阶段。米苏尔选厂采用中间浮选并配合使用非极性药剂，使铅、锌品位分别提高10.1%和2.5%；铅、锌回收率分别提高0.7～1.5和3.4～4.1%。

4.关于活性黄铁矿的干扰及解决办法

不少铅锌矿石都存在一定数量浮选活性较好的黄铁矿，在传统的选铅作业条件下，它往往随方铅矿上浮，当提高pH抑制它时，方铅矿又随之受抑制，同时，闪锌矿又往往因pH值的提高而上浮，从而造成操作上拉不能拉，压又不能拉的状况，选矿指标往往因铅锌互含高而很不理想，甚至使用大量氰化物也无济于事。因此，长期以来对这种与方铅矿可浮性相近的黄铁矿的干扰，被看成是一个难于解决的问题。近十多年来经过不断的生产实践，摸索到了下述几个解决办法。

（1）改变传统的有用矿物的浮选顺序

一般的铅锌矿石的浮选顺序是方铅矿—闪锌矿—黄铁矿。而对具有上述特性的难选矿石，可以因势利导，干脆使黄铁矿先于闪锌矿而与方铅矿一起浮出，然后进行铅硫分离。日本的丰羽选厂，就是采用铅—硫混合浮选流程来解决那部份活性黄铁矿的干扰，对另一部份可浮性一般的黄铁矿，仍放到主干流程的后部去选别。在西德的梅根，其原矿中约有10%胶状黄铁矿可浮性也较好，1974年以前用常规浮选顺序，只得到铅精矿为βPb=25%；εPb=37%的指标。1974年开始采用了特殊的高碱作业抑硫浮铅，浮铅后不是浮锌，而是先浮选胶状黄铁矿，再浮锌，zui后再浮普遍的黄铁矿（见下图）。

（2）采用特殊的作业条件

对于上节所述矿石中部分活性黄铁矿的干扰，在使用优先浮选流程中，除了以改变浮选顺序的办法解决之外，还可采用特殊作业条件：1）用大量石灰（pH>11.5）抑制黄铁矿；2）用黄药捕收方铅矿平 3）将粗选作业的黄药全部加入*段球磨机中。在用这组作业条件优先选铅时，可同样用硫酸锌类药剂来抑制闪锌矿。

在高pH值下用黄药捕收剂浮选方铅矿，在过去被认为是不可能的，其根据是方铅矿适宜的pH值范围为7～9，当pH>9时，方铅矿就受到抑制。另外，在优先浮选方铅矿时，强调使用选择性良好，捕收能力较弱的乙黄药。事实上也是这样，在弱碱性矿浆中若使用丁黄药，确实能引起操作紊乱。至于黄药的添加地点，一般习惯把黄药添加到浮选前的搅拌槽，这里之所以加到球磨，也是由于高碱条件的需要。总之，这里所说的三个特殊作业条件：在一般情况下是不被采用的。1974西德梅根选厂W.Latsch首先发现了这一组特殊作业条件。在这组条件下。黄铁矿、包括在一般情况下可浮性与方铅矿相近的那部分黄铁矿，均失去了可浮性，而方铅矿却仍然保持着可浮性，这样，就扩大了二者可浮性之差，从而达到优先浮选方铅矿的目的。

梅根的矿石中有10%易氧化的胶状黄铁矿，粒度细的小于10μ，具有较高的可浮性，成了梅根选厂浮选技术的主要问题。但梅根选厂自从采用这一组作业条件后，使铅回收率从33%提高到60%，铅精矿的铅品位从25%上升到50%。梅根选铅时使用的是异丙基黄药。

（3）反浮性的应用

矿石中的胶状黄铁矿也常对锌浮选产生干扰，使锌精矿品位提不高。对此问题，加拿大布伦兹维克矿早在1970年以前就成功地应用热二氧化硫法进行胶状黄铁矿的反浮选。

所谓热二氧化硫法，就是对给入反浮选黄铁矿的矿浆在*个搅拌槽通入SO2，使矿浆呈弱酸性，然后在第二个搅拌槽通蒸汽加热，随着温度的上升，SO2使矿粒表面的黄药解吸、分解，这个过程对铜、铅、锌的硫化矿较快，对黄铁矿较慢，从而造成二者可浮性的差距，而在75℃～80℃时达到一定经济水平，这样，胶状黄铁矿就可作为泡沫产品产出，而铜、铅、锌的硫化矿作为zui终精矿留在槽内，各条件中，温度是zui重要的。矿浆冷却后，铜、铅、锌等硫化矿物又可重新获得可浮性而无须添加捕收剂。

布伦兹维克№6选厂用SO2在pH4.5～4.8时抑制方铅、黄铜矿、闪锌矿，然后把矿浆加温到79.4℃，浮选黄铁矿、磁黄铁矿。与抑制黄铁矿浮选铜—铅—锌混合精矿方法相比，在同样回收率情况下，混合精矿品位较高。该厂用热二氧化硫法只经过一粗一扫作业，混合精矿品位就从Pb+Zn+Cu=42%提高到57%。

布伦兹维克№12选厂也用此法从锌精矿中反浮选黄铁矿，把锌精矿位从50%提高到57.8%。

1976年梅根选厂的热二氧化硫工艺正式投产，总锌中矿含锌约35%，在*搅拌槽加SO2约3.5公斤/吨，pH为4.2；在第二搅拌槽用蒸汽加热至80℃；浮选采用一粗三精；槽内锌精矿品位从过去的53.2%提高到54.75，zui高达58%；锌作业回收率为81%。